Разработка технологии комбинированного обогащения окисленных железных руд

В.Ф. Бызов, академик Академии горных наук Украины

Н.К. Воробьёв, член-корреспондент Академии горных наук Украины

На зарубежных фабриках для обогащения богатых руд применяют схемы с магнитной сепарацией, часто дополненные операциями тонкого грохочения или дешламации, а также - схемы с гравитационным и гравитационно-магнитным обогащением. Для обогащения бедных руд, с тонкой вкрапленностью рудных минералов, применяют только флотацию. На трех фабриках Украины применяют прямую флотацию, на двух - обратную катионную.
На обогатительных фабриках Украины ранее применялись две технологии: обжиг-магнитная (Центральный ГОК) и прямая флотационная (РУ им. Дзержинского и Коминтерна). Обе технологии обеспечивали получение концентратов с массовой долей железа более 64%.

Украина располагает значительными ресурсами окисленных железных руд, которые только в Кривбассе оцениваются в 5 млрд. т. Руды имеют высокое содержание железа и низкое - серы.

Несмотря на это, окисленные руды в настоящее время не вовлекаются в переработку, по нашему мнению, по следующим причинам: - в Украине имеется достаточное количество запасов магнетитовых руд, которые обогащают на действующих комбинатах по простым схемам, экологически чистым и экономически целесообразным;

- мощности действующих комбинатов обеспечивают внутреннюю потребность Украины в железорудном сырье и экспортные поставки, кроме того, комбинаты имеют достаточный резерв мощностей для увеличения объемов производства;

- разработанные к настоящему времени схемы обогащения окисленных руд являются малоэффективными как по технологическим показателям, так и экономическим. Таким образом, широкое вовлечение в добычу и переработку окисленных железных руд будет возможным только при условии создания высокоэффективной технологии их обогащения.

Проблемой создания технологий обогащения окисленных руд длительное время занимались многие ведущие научные организации и видные ученые. Их разработки были использованы в ТЭО строительства Криворожского Горно-обогатительного Комбината окисленных руд (КГОКОР). Варианты
технологий приведены в табл. 1.
В последующие годы было выполнено значительное количество исследований и испытаний, однако принципиально схема, утвержденная в проекте, не изменялась, так как её целесообразность не подвергалась сомнению. Принципиальная схема обогащения приведена на рис. 1.

Анализ разработанных ранее схем комбинированного обогащения окисленных руд показывает, что они имеют один общий недостаток - постадийный сброс хвостов с последующим доизмельчением богатых промпродуктов и т.д., а не постадийное выделение концентратов, сброс хвостов и до-измельчения бедных промпродуктов.

Изучение состава измельченной руды (слив классификатора I стадии измельчения) показывает, что уже в классе -0.25+0.16 мм доля раскрытых рудных и породных зерен составляет 25% и 43%, соответственно. В классе -0.16+0.1 мм - 68% и 54% и т.д. (см. табл. 2).
Теоретически, из руды измельченной до 75% класса -0.071 мм, можно выделить до 48% по выходу концентрата с массовой долей железа более 67%, при извлечении - до 86%.

Исследования по обогащению руды, измельченной до этой крупности, позволили определить предельные фактические показатели обогащения при использовании различных процессов.

Так, при использовании магнитной сепарации (в четыре приема с перечисткой немагнитных фракций) извлечение железа в магнитный продукт достигает 82%, а содержание железа не превышает 51%.

При использовании обратной как анионной, так и катионной флотации массовая доля железа в концентратах не превышает 58%, при извлечении железа - до 82%. И только при использовании прямой флотации можно получать концентраты с массовой долей железа до 65% и более, при извлечении до 78%.

Основным недостатком прямой флотации является то, что в этом процессе гидрофобизуется поверхность рудных минералов; это, как следствие, улучшает фильтруемость концентратов и одновременно значительно ухудшает их комкуемость. Именно это, а не увеличенный, против обратной флотации, расход собирателей ограничивает применение прямой флотации, так как процесс дегидрофобизации требует дополнительных затрат.

По нашему мнению, эту проблему можно решить при использовании комбинированной технологии, включающей операции флотационного обогащения зернистой части измельченной руды, характеризующейся низкими значениями удельной поверхности и магнитного обогащения тонкодисперсной - с высокой удельной поверхностью.

Исследования по флотационному и магнитному обогащению показали, что флотация с использованием пенных сепараторов обеспечивает высокий прирост содержания железа в концентрате из руды крупностью -0.16+0 мм, а ВГМС -0.071+0.02 мм; высокое извлечение железа при флотации имеет место в крупности -0.16+0.045 мм, при ВГМС -0.25+0.02 мм (рис. 2).
Результаты исследований позволили предположить возможность создания принципиально новой схемы обогащения окисленных руд (рис. 3).
Испытания новой схемы в полупромышленных условиях, в длительном непрерывном режиме, показали стабильность результатов обогащения. Массовая доля железа в концентрате составила 64.0%, при извлечении железа до 70%.

Так как окисленный концентрат с массовой долей железа 64.0% равноценен магнетитовому с массовой долей железа 66.6%, а извлечение железа в концентрат при обогащении окисленных и магнетитовых руд практически равное, то можно сделать вывод о том, что предложенная схема обогащения с постадийным выводом концентратов является технологически целесообразной.

В сравнении с проектной новая схема менее энергоемкая по следующим причинам: из нее исключен узел сгущения, фильтрования и репульпации концентрата магнитного обогащения перед флотацией; на II стадию измельчения подается вдвое меньше промпродукта магнитного обогащения; нагрузка на операции магнитного обогащения снижается в 1.5 раза.
Недостатком технологии является низкая удельная поверхность суммарного концентрата - около 135-145 м/кг, что требует введения операции доизмельчения части готового концентрата перед окомкованием.

Схема имеет значительные резервы по повышению извлечения как за счет снижения в измельченной руде класса -0.02 мм, так и за счет повышения эффективности его обогащения.

Исследованиями по измельчению руды была определена целесообразность перевода схемы на режим последовательной работы двух головных мельниц (рис. 4).

При удвоенной нагрузке на первую мельницу в слив классификатора выделяется 35% продукта крупностью 93-96% класса -0.071 мм с массовой долей железа до 30%. Из этого продукта магнитной сепарацией выделяется промпродукт с массовой долей железа 49.0%, который объединяется с измельченными песками классификатора. Массовая доля железа в питании флотационно-магнитной схемы возрастает на 5.6%, доля шламов крупностью минус 0.02 мм снижается с 25.0 (по проектной схеме) до 19%.

Массовая доля железа в концентратах пенной сепарации в классах крупности более 0.045 мм достигает 66.0% и более, в классах менее 0.045 мм - не превышает 60.0%. Это обусловлено тем, что в состав аэрофлокул при пенной сепарации захватывается значительное количество тонких зерен пустой породы. При перекачке концентратов флокулы разрушаются.

При использовании схемы, приведенной на рис. 5, решается одновременно три задачи: выделение крупных классов для доизмельчения, дообогащение мелких классов (без добавки реагентов) и исключение из схемы операции сгущения.
Таким образом, дополнение технологии обогащения окисленных руд (рис. 3) усовершенствованными узлами (рис. 4 и 5) позволяет увеличить выход концентрата до 43.3%, массовую долю железа в нем - до 64.8%, при повышении извлечения железа в суммарный концентрат до 75.4%. Удельная поверхность концентратов составляет 180-190 м/кг.

Испытания по окомкованию концентратов показали высокие механические свойства как сырых, так и обожженных окатышей. Массовая доля железа в окатышах, в зависимости от основности, составляет 64.5-60.3%.

Выводы

На основании теоретических и экспериментальных исследований разработана принципиально новая технология обогащения окисленных руд, обеспечивающая повышение технологических показателей и снижение себестоимости передела.

Технико-экономические показатели работы этой технологии могут быть улучшены за счет оптимизации реагент-ного режима, конструктивных параметров пенных и магнитных сепараторов.

Журнал "Горная Промышленность" №4 2007